第一章 矿区概述及井田特征
1.1矿区概述
1.1.1位置与交通
磁县六合工业有限公司安阳新矿位于河北省磁县与河南省安阳县交界处磁县观台镇境内，岳城水库南岸。矿井北部井田位于岳城水库洪水位线之内，东距磁县县城约25km，西距磁县观台镇2km，北距峰峰矿区20公里。该矿井南临磁观公路，西为峰观公路，距峰峰集团公司黄沙矿火车站14公里，南距河南安阳岗子窑火车站12公里，交通条件比较便利。该矿井行政区划隶属河北省磁县黄沙镇所管辖。详见(图1-1)。
1.1.2自然地理
六合工业有限公司井田地处河北、河南两省交界处，矿井中北部为漳河河床与岳城水库库区。岳城水库是海河流域南运河水系漳河上的一座大型水利工程，该水库于1958年10月开始动工兴建，1960年开始拦洪，1970年11月竣工，最大库容量13亿m 3，控制流域面积18100km 2。
漳河为常年性河流，是岳城水库的补给水源。该河流发源于山西省，其源
头有二：一是山西省平乐县南少山，名为清漳；二是山西省长子县发鸠山，名为浊漳。二河至涉县东南合漳（田家嘴）汇流，至丁岩村东入磁县，流经都党、观台、黄沙、岳城、时村营、讲武城出磁县。磁县境内河流长度55km，河床宽500～
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1300m，平时流量5～20m /s，汛期最大流量9200 m /s（1956年8月4日），结冰期75天左右（1～3月中旬）。
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矿井坐落于岳城水库南岸，为丘陵山坡地形，地势由东向西逐渐增高，标高变化于 + 134～+ 231m之间。该区地处北温带，属半干旱大陆性季风气候，四季分明，雨热同期，昼夜温差大。冬季寒冷少雪，多西北风；春季干旱少雨，多南风；夏季炎热多雨，多东南风；秋季晴朗，冷暖适中。据峰峰矿区气象局1997~2007年资料，气温在-11.1℃~+42℃之间,年平均气温13.9℃；降水量在271.5mm~728.7mm之间，年平均降水量500.1mm，降水主要集中在7、8月份；年蒸发量介于1531.2mm~2056.2mm，年平均蒸发量1831.4mm；无霜期介于206天~258天，年平均无霜期为233天。冻结期11月至翌年3月。最大冻土深度为24cm，最大积雪厚度15cm。最大风力7级，最大风速20m/s。
据峰峰矿区有气象资料记载以来，1963年降水量达1273.4mm，1958年1月16日最低气温为－15.7℃。
峰峰矿区位于太平洋地震构造带内，地震活动极为频繁，震级较高。据历史记载，河北省超过4.7级的地震共23次，期间地区首推1830年6月12日的彭城大地震，震级7.5级，烈度十，波及六省140县。本区属国家地震重点监测区，按中国地震烈度区划，本区为地震裂度Ⅶ度区。 1.2井田地质特征 1.2.1井田勘探程度
六合工业有限公司井田内目前收集利用到的地质勘探钻孔共20个（见表2～1），其中伪六河沟煤矿1933年施工地质钻孔１个，峰峰139队于1956～1958年施工地质钻孔4个，河南煤田地质局103队于60年代施工地质钻孔6个孔，河南建委地质一队于1968年施工地质钻孔1个， 1992年河北煤田地质局水文地质队共施工地质钻孔5个，4个无资料（5-4、1608、1208、1609孔）。在目前收集到矿井内的地质钻孔资料中，1968年前施工的钻孔中，揭露奥灰的只有2个，有4个钻孔终层位在2号煤下，且多数未进行封孔处理，勘探质量一般，其中N01孔质量很差。1992年河北煤田水文地质队井田内施工的 5个钻孔，质量和级别符合规范要求。
以往施工钻孔情况一览表出 （表1-2-1） 序号 孔号 1 2 3 4 5 6 7 8 N01 1210 1608 1609 1611 4-1 5-2 5-3 日期 终孔深终孔层位 封孔度（m） （见煤层号） 情况 施工单位 伪六河沟煤矿 峰峰139队 、、（无资料） 、、 、、 河南103队 、、 、、 钻 孔 级 别 1933 304．44 P1 1936 411.18 1956 550.05 1957 404.06 1958 456.63 1960 423.87 、、 、、 501.94 554.30 O2(6) C2(2.8) O2 C2(2.3.4.8.9) C3(2.3.4) P1(2) 2
9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 5-4 5-5 1605 4-2 4-4 1-1 1-2 Ⅱ-1 2-2 Ⅱ-3 1208 1206 、、 496.69 C3(2) P1(2) P1(2) C2(2.9) P1(2) O2(2.7.8.9) 、、 、、 、、 、、 合格 、、 、、 、、 、、 、、 、、（无资料） 、、 、、 河南建委一队 甲级 特级 河北煤田地质局水文地质队 甲级 特级 甲级 无资料 无资料 1967 630.27 1960 407.53 1961 622.15 1968 638.87 1992 514.04 1992 582.05 1992 405.09 1992 457.95 1992 542.49 1.2.2井田地层 矿井井田范围内基岩地层均被第三、第四系地层所覆盖，根据矿井内钻孔、水源井揭露资料，地层由老至新为古生界奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、石千峰组地层，新生界第三、第四系地层。兹将各组、系地层分述如下： 奥陶系（O）
中统峰峰组（O2f）
为煤系地层的沉积基底，岩性由浅灰色、灰色厚层、巨厚层状石,灰岩、花斑状石灰岩、白云质石灰岩为主，底部为灰黄色泥质石灰岩，钻孔揭露厚度154.45m。 石炭系（C）
中统本溪组（C2b）
深灰色、灰色铝土质泥岩，具鲕结构粒，含铁质结核及黄铁矿结结核，夹薄层灰黑色粉砂岩，富含植物化石，半坚硬，与峰峰组地
3
层假整合接触。地层厚度4.90-14.00m，平均7.70m。 上统太原组（C3t）
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为主要含煤地层，为海陆交互相沉积，厚度比较稳定。岩性由黑色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩及中细粒砂岩、石灰岩及煤层组成。本组地层含煤10层，稳定可采者3层，分别为7号煤（小青）、8号煤（大青）、92号煤（下架）；夹石灰岩8层，自上而下为：一座石灰岩、野青石灰岩、山青石灰岩、伏青石灰岩、小青石灰岩、中青石灰岩、大青石灰岩、下架石灰岩，石灰岩中富含海相动物化石，有虫筵类、腕足类、瓣腮类、腹足类、珊瑚和海百合等。地层厚度133.30-145.18m,平均139.33m。 二叠系（P）
下统山西组（P1s）
矿井主要含煤地层，底部以灰、黑灰色中细粒砂岩（北岔沟砂岩）与太原组地层分界。岩性由深灰色、灰黑色粉砂岩、细粒砂岩及煤层组成。粉砂岩中含有大羊齿，三角织羊齿、鳞木、芦木等植物化石。顶部中细粒砂岩中富含铁质鲕粒。本组含煤2～5层，2号煤层为本组稳定可采煤层，1号煤层、2上号煤层沉积不稳定。本组地层厚度58.60～92.9m，平均73.40m，与下伏地层整合接触。 下统下石盒子组（P1x）
本组岩性上部为灰绿、紫色、紫花斑色铝质泥岩，具有明显的鲕粒结构（桃花泥岩）。中部及下部为灰绿色、绿灰色、灰色粉砂岩及
细粒砂岩。底部及中下部夹黑灰色粉砂岩，含植物化石，偶夹煤线。底部以灰、深灰色富含铁质鲕粒的中、细粒岩屑砂岩（骆驼脖砂岩）
与山西组地层分界。本组地层厚度61.10-83.90m，平均75.76m。 上统上石盒子组（P2s）（本组四段） 上石盒子组一段（P2s1）
本段以紫红色、灰绿色粉砂岩和砂质泥岩为主，夹4～６层浅灰色中～粗粒砂岩及少量灰白色、灰黑色泥岩，泥岩中偶含植物化石及鲕粒，中～细粒砂岩中具交错层理。本组地层厚度130.30-152.89m,平均142.74m。 上石盒子组二段（P2s2）
岩性由厚层～巨厚层状灰白色、浅灰色细～粗粒砂岩、紫红色、灰绿色粉砂岩组成，中～细粒砂岩中含石英质小砾石，局部含粉砂岩团块，具楔形层理，韵律结构明显。本组地层厚度110.39～133.00m，平均120.70m。 上石盒子组三段（P2s3）
岩性以紫色、灰绿色带紫斑、紫灰色带青斑的粉砂岩、砂质泥岩为主，夹灰白色中～细粒砂岩2～3层，偶夹薄层粗粒砂岩。中上部夹3～4层矽硅质泥岩，质硬，呈菱形节理。本段地层厚度99.95～101.53m，平均100.74m。 上石盒子组四段（P2s4）
岩性由紫灰色、灰绿色、紫色粉砂岩及青灰色中～细粒砂岩组成。顶部为兰紫色稍带绿色斑点（猪肝紫）的含白色瘤状钙质结核的粉砂岩，底部为厚层含砾灰白色粗粒砂岩，砂岩中普遍含红色正长石为其特征。本段地层厚度147.00-158.00m平均150.00m。 上统石千峰组（P2sh）（本组二段） 石千峰组一段（P2sh1）
本段地层由紫红色、灰紫色、绿灰色中～细粒砂岩和粉砂岩相间沉积而成，以紫红色细粒砂岩沉积为主。细粒砂岩具交错层理。顶部为厚约10～15m灰绿色、紫花色泥晶石灰岩（淡水泥灰岩），底部以含肉红色正长石、燧石基底式胶结的粗粒砂岩与上石盒子组四段分界。本段地层厚度138.50-158.00m,平均152.00m。
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石千峰组二段（P2sh2）
岩性由紫红色、紫色粉砂岩及细粒砂岩构成。上部为厚约30m的紫红色细粒砂岩与粉砂岩互层沉积，下部为厚约50m的紫红色粉砂岩与砂质泥岩，含灰绿色钙质结核。本段地层厚度63.70-88.75m,平均80.00m。 新生界（Kz） 第三系（R）
中新统九龙口组（N1j）
矿井南部钻孔有揭露，与河南红岭井田的汤阴组相对应，岩性由褐红色粘土、绿灰色中～细粒砂岩、砂砾岩组成，半胶结，较松散，矿井内钻孔最大揭露厚度37.20m。 第四系（Q）
由耕植土、砂卵砾石、砂质粘土、亚砂土组成，矿井范围内东北厚西南薄，耕植土厚2～4m，地层总厚度15.10～75.52m。 1.2.3井田标志层特征
本区主要含煤地层为二叠、石炭系的山西组和太原组，海陆将交互相～过渡相沉积，煤层稳定，标志层众多，特征明显。主要可采煤层标志层有：
1、２号煤层顶板砂岩。由粉砂岩、细粒砂岩组成，2.30-8.90m,
安阳矿井煤系地层标志层一览表 （表1-2-3-1） 厚 度 层间标志层 对应 岩 性 稳定最小～最大 距 名 称 煤层 描 述 性 平均 m 2.3~0-8.90 深灰及黑灰色粉砂岩、细粒顶板砂岩 2 稳定 5.26 砂岩，中厚层状，含植物化石。 0.90-1.30 灰色，中-薄层状，含海相不稳一座灰岩 34 3 0.92 生物化石。 定 2.04-3.41 浅灰色及灰色，隐晶质结野青灰岩 20. 4 稳定 2.73 构，质较纯，含海相生物化石。 3.5-4.57 灰色，隐晶质结构，富含海伏青 49 6下 稳定 4.09 相生物化石，裂隙发育。 1.25-2.35 灰白色及灰色，隐晶质结较稳小青灰岩 14 7 1.52 构，含海相生物化石，性脆。 定 0.60-0.80 灰色，细晶质结构，富含海中青灰岩 18 稳定 0.72 相生物化石，薄层状。 灰及深灰色，含燧石结核及5.42-7.00 大青灰岩 8.4 8 大量海相生物化石，裂隙发稳定 6.21 育，质不纯。 深灰色、灰色。含丰富的海0.69-0.90 下架灰岩 3.5 9 相生物化石，泥晶及生物碎屑 0.75 结构，含泥质成份较高。 平均厚度5.26m，含植物化石，具明显的鮞粒结构特征，沉积稳定。 2、小青灰岩。7号煤层顶板。厚度1.25-2.35m，平均厚度1.52m，灰色，薄层状，隐晶质结构，含海相生物化石，较稳定。上距伏青灰岩14m。
3、大青灰岩。8号煤层顶板。厚度5.24-7.00m，平均厚度6.21m，灰色，厚层状，含燧石结核及大量海相生物化石,稳定。上距小青灰岩26m。
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4、下架灰岩。9号煤层顶板。厚度0.69-0.90m，平均厚度0.75m，灰色，含丰富的海相生物化石，泥晶及生物碎屑结构，含泥质成份较高，稳定。上距大青灰岩3.5m。
其它标志层还有一座灰岩、野青灰岩、伏青灰岩、中青灰岩等，其特征见（表3-1）
1.2.4 地质构造
1.2.4.1区域地质构造
在区域构造上，峰峰煤田处于祁吕贺兰山字型构造前弧东翼边缘，新华夏系第三隆起带与第二沉降带的过渡带。新华夏系第三隆起带恰好又复合于祁吕贺兰山字型构造前弧的东翼之上，致使区内各种构造体系的各级规模和各序次的构造，以多种复合方式彼此交织在一起，构造形态较为复杂，显示了多期性和继承性的特点，形成了本区独特的构造轮廓。区内主要构造类型为高角度正断层，褶皱次之。
峰峰煤田以新华夏系构造体系为主，次为南北向构造、华夏系构造，并伴有东西向构造。断层以高角度正断层为主，平面弯曲波状，多属压扭性质。在空间上西疏东密，西弱东强，显然受来自东南方向侧压应力的制约。从各时代地层沉积建造、接触关系、构造特点和岩浆岩年龄分析，主要构造是燕山运动的产物，其生成先后次序，从老到新应为北西向、南北向、北北东向、东西向。
（一）、主要构造体系
1、新华夏构造体系：在本区比较发育，规模较大，影响广泛，活动时间长，为本区的控制性构造，由于南北向构造体系的严重干扰，所显示的构造形迹，既不是严格的新华夏系，也不是严格的南北构造，而是二者之间的一套混合的结构面。
2、南北方向构造体系：由于受新华夏系的破坏比较严重，仅在鼓山背斜等处展现一些近南北向构造的片段。
3、东西向构造：一般规模不大，主要发育在鼓山两侧地区。如苑城地堑、鼓山东侧的上官庄向斜、黑龙洞背斜等。
4、北西向构造：因受多期的破坏和改造，在本区内展布不完整，仅有少量规模不大的北西向构造。其中较完整的有后沟向斜、钟离向斜等。
（二）、区域构造特征
纵观本区构造，总体上有如下特征：
1、断裂密度从西向东，呈明显的由疏到密变化，褶皱西部山区不发育，在盆地内伴随着断距大于100m的断裂带，常常有褶皱分布，褶皱多为复式或雁行排列，前者如鼓山背斜、莲花山背斜等，后者如沙果园背斜、彭城向斜等。
2、断层多为高角度正断层，常以楔型或地堑相间展现，断层倾角多在70°左右。
3、整个区域地层产状较为平缓，地层倾角西部山区一般为5°～10°，和村盆地及鼓山以东地区一般为10°～25°左右。
4、北北东向断裂和南北向断裂的断裂带宽度一般为5～10m，唯鼓山断裂带宽度较大，最大处可达100m。在鼓山断裂带内可见构造透镜体、小褶皱以及显示南北扭动的水平擦痕。
5、具有强烈的继承性，显示了多次构造活动的复杂影响，它们互相迁就、改造、呈现截接和斜接等关系，使本区断裂构造形迹及其力学性质复杂化。但以北北东向构造为主，改造、重造了其它各类构造。
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1.2.4.2矿井地质构造
矿井位于峰峰矿区的南端，鼓山～何庄断裂束之西侧，其构造形迹的发生、发展受区域构造的控制，矿井构造特征与构造形态以单斜构造为主，地层走向近SN，倾向E，矿井北端，受漳河向斜倾伏端的影响，地层略呈宽缓的波曲形态，地层倾角10°～20°。兹将矿井内构造叙述如下： (一)、断层构造
经统计，矿井井田内落差大于20m的断层共2条，总长度6604m。井田内的大型断层主要分布在井田西侧和中部，从矿井开采情况看，对采区的划分和煤层开采没有重大影响。在矿井开采中，揭露小型断层10条，或三二条平行排列，或单独出现，分布无规律。在巷道开掘中揭露断层点8处。
1、F58断层 位于矿井西部，属矿井主干断裂，走向NE～NNE，倾向NW～NWW，倾角70°，纵贯矿井南北，总体延展长度7600m，落差120～430 m，申家庄矿和本矿井采掘工程、补19孔、Ⅱ-1孔、1609实见，NO1孔控制，控制严密，位置、落差可靠。 3、FB53断层
由河南岗子窑煤矿由东南部延伸至本矿井田中部，延展长度1700m。矿井主干断裂，平面弯曲波状，走向由NE～NNE～NE向，倾向SE，倾角60°～70°，矿井内断层落差30～70m。 (二)、褶皱构造
本井田地层宽缓开阔，略有起伏。总体上呈现出以Ⅲ—Ⅲ′地质剖面线为轴的宽缓向斜，纵贯全井田，轴向N60°W，地层走向N～NE，倾E～SE，两翼地层基本对称，地层倾角10°～20°。井田东西
矿井断层控制程度一览表 （表1-2-4-1） 断层断层产状 落差 延展断层可靠 确定依据 编号 走向 （m） 性质 程度 倾向 倾角 （m） 申家庄矿补19孔和井下采掘工程实见；本矿井Ⅱ-1孔缺失NE～NW～ 120～P1x～P2s3地层及F58 70° 7600 正 可靠 NNE NNW 430 P1s部分地层，NO1孔间接控制；边界西南1609孔实见，缺失C3t地层120m。 由岗子窑煤矿从东南部延伸至矿60～FB53 NE SE 30～70 2500 井中部，延展长正 可靠 70° 度1700m，矿井东翼轨道下山实见 两翼断层的存在，使其轴部位置发生一定程度的偏移，向斜的整体形态由地质钻孔和采掘工作面基本控制，对矿井生产无显著影响。
纵观井田构造，与区域构造密切相关。本矿在生产过程中只遇到了FB53断
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层，其余均在未开拓区域，井田在开采过程中，遇到的多为走向小断层，最大落差26m，最小0.01m，对开采略有影响。 (三)、岩浆岩
矿井范围内的钻孔及井下采掘工程均未见到有岩浆岩的侵入，矿井紧邻的申家庄矿也未发现有岩浆岩的侵入。 1.3井田水文地质 1.3.1含水层
矿井内含水层叙述如下。 新生界砂卵砾石含水层
由沉积松散的砂卵砾石及半胶结的砂砾岩组成，为孔隙含水层，分布不稳定。含水层厚10.60～18.30m，钻孔泥浆消耗量介于0.60～9.60 m 3/h之间。根据辛安井田钻孔抽水试验成果资料，单位涌水量0.355 l/s.m，水位标高+187.44m，矿化度0.3 g/l，水质类型HCO3·CL—Ca·Mg型，为中等富水性含水层。
二叠系上石盒子组二段砂岩含水层组（Ⅸ）
以二叠系上统上石盒子组二段底部砂岩含水层为主，为砂岩裂隙含水层组，岩性以灰白、浅灰白色中～粗粒砂岩为主，含水层厚度10.30～12.00m，平均11.33m，钻孔泥浆消耗量介于0.0～0.8 m 3/h之间。根据辛安井田钻孔抽水试验成果资料，单位涌水量0.023～0.049 l/s.m，水位标高+135.80～+160.77m，渗透系数0.11～0.19 m/d，矿化度0.4～0.6 g/l，水质类型为HCO3·SO4—Ca·Mg、HCO3·CL—Na·Ca型，为弱富水性含水层。
二叠系下石盒子组砂岩含水层组（Ⅷ1+Ⅷ2）
由二叠系下统下石盒子组底部（Ⅷ1）和中部（Ⅷ2）两个含水层构成，为砂岩裂隙含水层组，岩性均为深灰色中～细粒砂岩。
底部砂岩含水层（Ⅷ1）下距2号煤层平均间距47.49m，含水层厚1.60～7.30m，平均5.13m，钻孔泥浆消耗量介于0.00～0.45 m 3/h之间。根据辛安井田钻孔抽水试验成果资料，单位涌水量0.0179～0.22 l/s.m，矿化度0.60～1.8 g/l，渗透系数0.19～1.30 m/d，水位标高+129.72～146.30m，水质类型为HCO3·CL—Na·Ca、HCO3·SO4—Na·Mg型，为弱～中等富水性含水层。
中部砂岩含水层（Ⅷ2）下距2号煤层平均间距84.17m，含水层厚4.50～17.10m，平均10.58m，钻孔泥浆消耗量均小于0.30 m 3/h。根据辛安井田钻孔抽水试验成果资料，单位涌水量0.14～0.18 l/s.m，矿化度0.5 g/l，渗透系数0.38 m/d，水位标高+161.03m，水质类型为HCO3·SO4—Ca·Na型，为中等富水性含水层。
二叠系山西组2号煤顶板砂岩含水层（Ⅶ）
为2号煤层间接顶板裂隙含水层，由1～3层中～细粒砂岩构成，泥钙质胶结，厚度6.31～17.70m，平均12.42m。钻孔泥浆消耗量介于0.0～0.8 m 3/h之间。根据辛安井田钻孔抽水试验成果，单位涌水量为0.078～0.356l/s.m，渗透系数0.04～3.97 m/d，水位标高为+136.45m，水质类型为HCO3—Na型或
HCO3·CL—Na型，为弱～中等富水性含水层。矿井在开采过程中，顶板裂隙水以滴水、淋水的形式涌入工作面。
石炭系野青石灰岩含水层（Ⅵ）
为4号煤层的直接顶板岩溶裂隙含水层，岩性由深灰色隐晶质含泥质石灰岩构成，厚0.47～3.41m，平均2.28m。裂隙发育，但均被方解石及黄铁矿充填。
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辛安及复兴井田中钻孔均未发生漏水现象，钻孔泥浆消耗量介于0.1～0.3 m 3/h之间。根据辛安、复兴井田钻孔抽水试验成果，其单位涌水量介于0.00085～0.071l/s.m之间，渗透系数5.93 m/d，水质类型为HCO3·CL—Na·Ca型，水位标高+133.3m，为弱富水性含水层。
石炭系伏青石灰岩含水层（Ⅳ）
为6号煤层的间接底板岩溶裂隙含水层，岩性由深灰色中～厚层状隐晶质石灰岩组成，含少许泥质，分布稳定，厚3.50～4.57m，平均4.09m，矿井进行扩大延伸补充地质勘探时，钻孔泥浆消耗量大于0.5m 3/h的钻孔有2个，其余介于0.60～1.20m 3/h之间；复兴井田的1205、1201、1202、1612钻孔揭露该含水层时发生严重漏水。根据辛安井田和复兴井田（1202孔）的钻孔抽水试验资料，其单位涌水量介于0.0185～5.359 l/s.m之间，渗透系数8.25 m/d，水质类型为HCO3·CL—Na·Ca型或HCO3·SO4—Na·Ca型，水位标高+133m，为弱～极强富水性含水层。
石炭系大青石灰岩含水层（Ⅱ）
为8号煤层顶板岩溶裂隙含水层，岩性由深灰色巨厚层状质纯隐晶质～细晶质石灰岩组成，含燧石，厚5.42～7.00m，平均6.12m，层位稳定。矿井扩大
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延伸补充地质勘探时，钻孔泥浆消耗量介于1.20～4.50m/h之间。根据辛安井田钻孔抽水试验，其单位涌水量0.06～0.9 l/s.m，水质类型为HCO3—Na,矿化度为0.6g/l，水位标高+132m，为弱～中等富水性的含水层。
奥陶系石灰岩含水层（Ⅰ）
为煤系地层的沉积基底，主要指中统峰峰组七、八段地层，地层厚度120m左右，为岩溶裂隙含水层。岩性由浅灰、灰色石灰岩、角砾状石灰岩、白云质石灰岩组成，钻孔最大揭露厚度57.55m，岩溶发育极不均一，根据辛安井田钻孔抽水试验资料，单位涌水量0.20～105.11l/s.m，水质类型HCO3·SO4—Ca·Mg，矿化度小于0.5g/l。2004年矿井工业广场内施工的水源井揭露奥陶系石灰岩厚度154.45m（揭露层段为峰峰组六、七、八段），出水段孔径219mm，单位涌水量为25.50 l/s.m，换算成孔径91mm的单位涌水量为18.20l/s.m，渗透系数
14.67m/d，经多年观测，水位标高+120.00m，为富水性极强的含水层。1.3.2隔水层
矿井内各含水层在垂向上间隔一般15～56m，各含水层之间岩性构成为粉砂岩或泥岩，在天然状态下具有良好的隔水性能。根据邻近复兴井田和辛安井田水文地质资料，矿井内各含水层的水位、水质、矿化度等指标存在明显差异，天然状态下各含水层之间无水力联系。
新生界砂卵砾石含水层组（Ⅹ）与二叠系上石盒子组砂岩含水层组（Ⅸ）之间隔水层
钻孔揭露新生界砂卵砾石含水层组之下基岩风氧化带最大厚度为13.90m，岩性为褐色、褐黄色粉砂岩及细粒砂岩，岩层风氧化带裂隙被粘土质充填，形成基岩风氧化带隔水层；二叠系上石盒子组砂岩含水层组主要指上石盒子组二段中～粗粒砂岩含水层段。石盒子组二段之上为石盒子组三段、四段地层，石盒子组三段地层厚度100m左右，岩性以紫色、灰绿色带紫斑、紫灰色带青斑的粉砂岩、砂质泥岩为主；石盒子组四段地层厚度150.00m左右，岩性以紫灰色、灰绿色、紫色粉砂岩为主，夹青灰色中～细粒砂岩组成，顶部为兰紫色稍带绿色斑点（猪肝紫）的巨厚层状含白色瘤状钙质结核的粉砂岩。石盒子组三段和四段的粉砂岩厚度占两段地层总厚度的85%以上，因此，新生界砂卵砾石含水层组（Ⅹ）
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与二叠系上石盒子组砂岩含水层组（Ⅸ）之间的岩层隔水性能良好，天然状态下不会发生水力联系。
二叠系上石盒子组二段砂岩含水层组（Ⅸ）与二叠系下石盒子组砂岩含水层组（Ⅷ1+Ⅷ2）之间隔水层二叠系下石盒子组砂岩含水层组的顶部为厚10～20m的灰绿、紫色、紫花斑色铝质泥岩，具有明显的鲕粒结构（桃花泥岩）；二叠系上石盒子组砂岩含水层组的下部为上石盒子组一段地层。上石盒子组一段地层厚度150m左右，其下部以深灰色、浅绿灰色粉砂岩、泥质粉砂岩为主，夹少量灰白色中～细粒砂岩及灰黑色泥岩。由此可见，二叠系上石盒子组砂岩含水层组（Ⅸ）与二叠系下石盒子组砂岩含水层组（Ⅷ1+Ⅷ2）之间存在巨厚层的粉砂岩及砂质泥岩，两含水层组之间岩层的隔水性能良好，天然状态下不会发生水力联系。
二叠系下石盒子组砂岩含水层组（Ⅷ1+Ⅷ2）与二叠系山西组2号煤顶板砂岩含水层（Ⅶ）之间隔水层
二叠系下石盒子组砂岩（骆驼脖砂岩）至二叠系山西组2号煤层顶板砂岩含水层含水层（Ⅷ1）平均间距50m左右，岩性由黑色、黑灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩组成，粉砂岩、砂质泥岩占岩层厚度的65%左右（见图5-4），两含水层组之间岩层的隔水性能良好，天然状态下不会发生水力联系。
二叠系山西组2号煤顶板砂岩含水层（Ⅶ）与石炭系野青石灰岩含水层（Ⅵ）之间隔水层
两含水层间距47m左右，岩性由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩、细粒砂岩组成，泥岩及粉砂岩占岩层厚度的75%左右，两含水层组之间岩层的隔水性能良好，天然状态下不会发生水力联系。
石炭系野青石灰岩含水层（Ⅵ）与石炭系伏青石灰岩含水层（Ⅳ） 之间隔水层
两含水层间距49m左右，两含水层之间岩性由灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩、深灰色细粒砂岩及煤层组成，泥岩及粉砂岩占岩层厚度的 45%左右，天然状态下两含水层不会发生水力联系。
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石炭系伏青石灰岩含水层（Ⅳ）与石炭系大青石灰岩含水层（Ⅱ）之间隔水层
两含水层间距40m左右，岩性由深灰色粉砂岩、泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及薄层石灰岩和煤层组成，泥岩、粉砂岩占岩层厚度的55%左右，天然状态下两含水层不会发生水力联系。
石炭系大青石灰岩含水层（Ⅱ）与奥陶系石灰岩含水层（Ⅰ）之间隔水层 两含水层间距21.58～24.96m，含水层之间岩性由深灰、灰白色粉砂岩、铝土泥岩及煤层组成，粉砂岩、铝土泥岩占岩层厚度85%左右，隔水性能良好，天然状态下两含水层不会发生水力联系。 1.3.3地表水与地下水之水力联系
矿井北部位于岳城水库上游最高洪水水位线内，最高洪水位线内漳河河床常年有水。经钻孔揭露，新生界发育有静水条件下形成的粘土层，其下伏的基岩风氧化带为二叠系上石盒子组地层，风化壳裂隙被粘土介质充填，形成相对隔水层，阻止地表水下渗补给潜水及基岩水。《河北省邯郸地区磁县申家庄煤矿岳城水库洪水位下试采研究报告》表明，“库区水不补给潜水及基岩含水层”。矿井相邻的申家庄矿西翼1221工作面位于洪水位边缘，开采深度80～120m，采高4.0～4.30m，采区上新生界覆盖层厚度0～10m，开采后地表出现裂缝宽度250～300mm，随即洪水位线以下水库全部蓄水，经井下观测，采区工作面涌水量未增加，表明地表水体与下伏基岩含水层无水力联系。
2004年11月，中国水利水电科学研究院提交了《关于磁县六合工业有限公司在岳城水库下采煤的可行性专题研究报告》，该报告经水利部海河委漳卫南运河管理局审查批复。上述批复意见均认为，矿井在库区开采时，库区水不会补给下伏的含水层，不会对矿井的开采造成威胁。
多年来，矿井在开采过程中对井下出水点进行采样化验，分析水质，判断水源，根据分析结果，经计算比对，矿井水水源均为二叠系下统山西组2号煤层顶板砂岩裂隙水。见表5-1。
综上所述，矿井内地表水体与潜水及基岩含水层无水力联系。 1.4煤层特征 1.4.1煤层
矿井内主要含煤地层为二叠系下统山西组、石炭系上统太原组及中统本溪组地层。含煤地层平均总厚228.27m，含煤14层，煤层平均总厚11.04m，含煤系数4.84%，其中稳定可采的煤层为2、7、8、92号煤层，局部可采煤层为3、6号煤层，可采煤层平均总厚度为7.46m，可采含煤系数为3.27%（见表4-1）。
井田内主要可采特征如下： 2号煤层（大煤）
矿井主采煤层，位于山西组下部，上距“骆驼脖砂岩”47m左右，下距“北岔沟砂岩”14m左右。煤层在矿井范围内南北两端厚，东北部厚度4。56～5.45m，平均5.25m，西南部厚度3.90～6.50m，平均5.00m。中部薄，厚度3.30～4.40m，平均3.82m，无伪顶，细粒砂岩直接顶板。局部含厚度为0.02～0.15m的夹矸，夹矸岩性为粉砂岩或炭质泥岩，结构简单，稳定可采。
7号煤层（小青煤） 位于太原组中下部，上距2号煤层110m，距伏青石灰岩14m。煤层厚度0.34～1.54m，平均0.87m，含夹矸一层，夹矸厚度0.27m，岩性为粉砂岩，结构简单。顶板岩性为石灰岩，底板岩性为泥岩。全区稳定，大部可采。
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8号煤层（大青煤）
煤 层 特 征 一 览 表 （表4-1） 煤 层 号 1 1下 2上 2 3 4 4下 5 6 6下 7 8 91 92 位于太原组下部，上距7号煤层25m左右，直接顶板为大青石灰岩。煤层厚度0.64～0.92m，平均0.79m。结构简单，大部分可采。
92号煤层（下架煤）
位于太原组底部，上距91号煤层6m，距8号煤层7.69m，煤层厚度1.13～3.14m，平均1.58m。煤层中普遍含一层夹矸，夹矸厚度0.24m，夹矸岩性为泥岩，结构简单，稳定可采。
其它煤层特征见（表4-1）。
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煤层 名称 小煤 大煤 一座煤 野青煤 山青 小煤 山青煤 伏青煤 小青煤 大青煤 下煤架 下煤架 厚 度 最小～最大 平均 0.24 0.21-0.39 0.30 0.21-0.48 3.06 4.12-5.85 5 0.41-0.81 0.59 0.35-0.53 0.42 0.32-0.96 0.51 0.29-0.39 0.34 0.31-0.53 0.39 0.22-0.38 0.31 0.84-1.51 1.18 0.64-0.92 0.78 0.33-0.52 0.38 1.32-1.65 1.48 顶板 岩性 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 石灰岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 石灰岩 石灰岩 石灰岩 石灰岩 粉砂岩 底板 岩性 泥岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 粉砂岩 细砂岩 泥岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 结构 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 简单 可采性 不可采 不可采 不可采 可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 可采 可采 不可采 可采 稳定性 不稳定 不稳定 不稳定 稳定 稳定 稳定 较稳定 不稳定 不稳定 不稳定 稳定 稳定 稳定 稳定 间距 最小～最大 平均 8.50-15.58 12.85 35.40-41.13 37.76 8.42-11.81 10.59 2.78-3.99 10.59 15.28 27.43-27.53 27.48 8.32 15.48-16.08 15.99 24.47-27.78 24.83 2.90-3.23 3.06 5.78-6.65 6.12
1.4.2 煤质
一、煤的物理性质和煤岩特征
矿井内可采煤层呈黑色，中等硬度，以镜煤和亮煤为主，性脆，条带状～均一状结构，层状～块状构造，内生裂隙较发育，玻璃光泽，阶梯状断口，黑褐色条痕，宏观煤岩类型为光亮型，少量半亮型。密度1.59～1.64。
主要可采煤层煤岩组份以镜质组为主（含量75.8～80.4%），其形态分子和矿物质均匀分布其中，均匀基质体为主，其次为镜质体，少量不均匀基质体。次为惰质组（含量14.6～18.5%），为碎屑丝质体和氧化丝质体及少量的粗粒体、微粒体。半镜质组含量占3.6～5.0%，为团块状或透镜状。壳质组含量占0.7～1.4%。见有小孢子和角质体。无机组份以粘土类为主，其含量4.2～11.5%，其次为硫化铁类，其含量为0.5～1.2%，碳酸盐类含量约占0.4%，氧化硅类含量约占0.9%。
在相邻的河南岗子窑井田，煤呈灰、灰黑色，紫褐色条痕，金刚光泽及玻璃光泽，层状～块状构造，不均匀条带状结构，比重1.35～1.47g /cm3，硬度2～3。红岭井田2号煤以均一凝胶化基质体为主，半凝胶化基质为灰白色，丝炭为黄色，突起明显，可见小孢子，显微结构呈条带状，均一块状。矿物质以粘土为主，含量13～14%，次为碳酸盐及氧化硅类。 红岭井田煤岩化验成果表 （表1-4-2-1） 有 机 组 无 机 组 取样点 半凝胶 凝胶化组 丝质组 稳定组 粘土类 氧化硅类 化组 5-6 67.9 13.9 17.6 0.6 12.7 0.2 12-1 78.9 7.8 13.3 13.5 0.6 二、煤的化学性质、工艺性能和煤类
2.1、水份（Mad%）
矿井内各可采煤层原煤水份在0.59～0.88%之间，平均最大0.81%，变化范围狭小（2.2、灰份（Ad%）
矿井各煤层原煤灰份在8.51～30.01%之间，平均原煤灰份最大值20.94%，低灰～富灰煤。垂向上，2号煤层原煤灰份在8.51～30.01%之间，属中灰～富灰煤。7、8、92号分别为18.65%、11.70%和20.94%,为中灰煤,其灰份增高与夹矸有关。在平面分布上，2号煤层变化较大，由特低灰到中灰煤，7、8、9号煤层稳定，分别为低灰煤和中灰煤。
相邻井田中，红岭井田2号煤原煤灰份在12～25.2%之间,为低中灰煤.太原组煤层灰份为7.21～31.8%,在特低灰到富灰煤之间变化。辛安井田2号煤原煤灰份为16.82%,太原组煤层灰份为16.10%,均为中灰煤。申家庄井田原煤灰份在15～25%之间为中灰煤。六河沟煤矿2号煤灰份13.17%,为低灰煤, 太原组煤层灰份为17.98～24.57%,岗子窑井田为中灰煤。
2.3、挥发份（Vadf%）
矿井各煤层原煤挥发份在21.7～27.53%，平均最大24.70%。各煤层间平均值变化不大。
2.4、发热量（Qgrdaf MJ/kg）
矿井各可采煤层原煤恒温无灰基高位发热量在27.23～35.72 MJ/kg，平
14
均29.54 MJ/kg，属特高热值煤层。 2.5、硫份（Std%）
矿井内各可采煤层间硫份含量变化较大。山西组2号煤层以有机硫为主，原煤硫份含量在0.20～0.45%之间，平均0.30%；浮煤硫
份含量在0.25～0.29%之间，平均0.27%，属特低硫煤。太原组可采
煤层以硫化铁为主的无机硫含量较高，原煤硫份含量一般在2.51～3.74%之间，平均2.98%，属中高硫煤层。
相邻井田红岭井田2 号煤全硫含量小于0.70%属特低硫煤，太原组煤层全硫含量均高于2号煤，最高4.09%，多以黄铁矿结核的形式伴生于煤层之中，易于洗选，经洗选后硫含量下降至1.23～1.57%。辛安与申家庄井田2 号煤全硫含量小于1.0%属低硫煤，太原组煤层辛安井田全硫平均含量1.61%，为中高硫煤。六河沟煤矿2号煤全硫含量3.05%，属高硫煤，岗子窑煤矿2号煤全硫含量0.42%属特低硫
煤，太原组煤层全硫含量2.59～4.40%。为中高硫煤或高硫煤。 三、元素分析
矿井井田内钻孔煤层化验结果显示，各煤层的元素含量变化很小，氢（H）、氮（N）元素在垂向上随尝试的增加而减少，其变化与挥发份产率的变化一致，氧（O）和硫（S）则与之相反。有害元素2号煤含量0.0422%为低磷煤，7号和8号煤含量<0.01%为特低磷煤，
井田钻孔煤样原素分析表 （表1-4-2-2） 原 素 分 析 （原煤） % 煤层号 Cadf Hadf Nadf Oadf+Sadf 2 89.04 5.05 1.72 4.20 7 87.81 4.95 1.34 4.72 8 89.29 4.73 1.28 4.71 92 88.35 4.74 1.31 5.10
92煤号含量0.079属中磷煤。各层煤的氯含量均在 >0.05～0.15%之间为低氯煤。各种微量元素均达不到工业品位。
井田钻孔煤样微量原素表 （表1-4-2-3） Ge Ga U Th As F 煤号 V2O5% ppm ppm ppm ppm ppm ppm 2 1.5 5.25 6.75 11.67 0.0333 1 59.67 7 3.5 4.5 8 11 0.017 0.5 35.5 8 3 6 8 6 0.018 0 196 92 5 20.05 7.5 30.05 0.0225 9 208
四、煤灰成份
本区煤灰成份以SiO2和AlO3为主，二者占煤灰总成份的55～82%，其次为Fe2O3和CaO、SO3,占15～38%主要。山西组中Fe2O3和SO3含量明显低于太原组，与山西组全硫低于太原组有关。
煤灰成份化验结果表 （表1-4-2-4）
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煤 号 2 7 8 92 煤灰成份 SiO2 Fe2O3 Al2O3 CaO MgO SO3 TIO2 K2O Na2O 45.27 50.81 36.67 37.08 5.92 14.13 17.50 19.00 32.17 18.64 21.88 28.90 4.98 6.19 9.35 5.57 1.34 1.17 1.39 0.56 2.91 4.74 9.31 4.01 1.59 1.00 0.39 0.50 0.54 0.40 0.23 0.43 1.51 0.26 0.24 0.23 平均灰熔点 MnO2 （ST） 0.031407.1 5 0.021135 1 0.021185 6 0.031265 1 灰熔点分段 （ST） 高熔 低熔 低熔 低熔 五、灰熔点
煤灰熔点的高低，取决于煤灰的成份。资料显示，当SiO2含量在45～60%时，灰熔点随SiO2含量的增加而降低，AlO3含量则与灰熔点的变化成正比关系。本井田内煤灰熔点与煤灰中SiO2和AlO3的关系，正符合上述规律。本区山西组2号煤层属高熔煤，太原组7、8、92号煤层属低熔煤。 六、煤类：
本井田以肥、焦煤为主，南部多为焦煤,煤质变化程度较高，北部肥、焦各半，其煤化程度较南部略低，垂向上，山西组2号煤肥、焦各半。
安阳井田煤层分类表 （表1-4-2-5） 煤 类 分 类 指 煤 标 层 号 焦 煤 肥 煤 Vr 21.30－25.24 G 97.5 Y 19~23 Vr 26.03 G 98.75 Y 28.78 2 七、煤的可选性
本矿井井田内无相关资料，现将邻区煤的可选性资料介绍如下： 红岭井田：
山西组2号煤大于50和25mm级的煤所占比例分别为13.66%和11.26%，数量较少。50mm以下（包括煤泥）占近80%，且灰份较高。
浮沉试验50～30mm自然式破碎精煤回收率为60.33～74.38%，灰份均小于10%，破碎至3mm级以下时，破碎回收率大于70%，为中等可选煤。
2号煤筛分试验结果表 （表1-4-2-6） 100 25 13 6 3 1 0.5 试验 ～ -0.粒级 100 50 25 ～ ～ ～ ～ ～ ～ 单位 ５5 50 50 13 6 3 1 ０ 16
平顶 山矿 煤回 收率 灰份 煤回 收率 灰份 4.99 18.05 8.87 12.56 19.54 8.98 18.71 12.98 18.65 17.40 17.22 14.27 15.29 18.77 17.53 32.33 14.31 18.77 17.53 12.11 14.01 17.15 16.33 11.16 16.16 16.96 15.50 11.01 13.73 15.10 16.53 首钢化验室
11.26 16.00 2号煤层原煤-0.5mm级浮沉试验表 （表1-4-2-7） 筛 分 次 数 名 称 起剂（仲率醇）克/吨 捕集剂（0#轻柴油）克/吨 精煤回收率% 精煤灰份% 泥煤灰份% 泥煤灰份回收率% 入料灰份% 一次筛煤样 40 420 90.44 9.68 52.05 9.56 13.73 80 420 91.76 9.67 57.23 8.24 13.73 二次筛煤样 40 420 93.66 9.15 40.75 6.34 11.02 80 420 96.16 9.82 56.25 3.84 11.02 岗子窑井田： 根据2号煤层化验结果，当用<1.4g/cm3比重液时，精煤灰份含量<10%（7.54%），回收率占全样67.4%，占本级的85.1%，可见该煤层经洗选 后回收率较高，杂质含量较低，，属中等易选煤，粉煤的浮选试验可将原煤灰份由11.6%降到6.41%，回收率 占11.19%（全样），中煤含量为5.36%TB指标14.6%，属中等易选煤。
1.5 其它开采技术条件 1.5.1煤层顶、底板条件
根据矿井井田内外钻孔资料，可采煤层顶底板岩性特征概述如下：
2煤层：直接顶板以粉砂岩为主，局部相变为细粒砂岩。致密，厚度15m 左右，中等硬度，局部出现伪顶。Ⅱ-1钻孔间接顶板为9.33m的挤压带，距2号煤顶板2.51m，主要为粉砂岩，挤压强烈，呈碎片状。底板为粉砂岩，致密半坚硬，间接底板为厚层状中细粒石英砂岩，坚硬。 1.5.2瓦斯、煤尘和煤的自燃
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2009年矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量28.33m3/min，绝二氧化碳涌出量2.74 m3/min。相对瓦斯涌出量16.07m3/t，相对二氧化碳涌出量1.55 m3/t。2010年7月矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量23.97m3/min，绝二氧化碳涌出量2.47 m3/min。相对瓦斯涌出量14.25m3/t，相对二氧化碳涌出量1.47 m3/t。 1.5.3地温
本矿井田内Ⅱ-3号钻孔进行了简易测温，平均地温梯度为0.48℃/100m，属地温正常区。相邻矿井无地温资料。 1.5.4矿井涌水量
矿井正常涌水量Q1=66.8m 3/h，小于180m 3/h；最大涌水量Q2=184.0m 3/h，小于300m 3/h，属水文地质类型简单型矿井。
第二章井田境界和储量
2.1 井田境界
一、井田边界
北翼以Ⅹ勘探线为界，南翼以ⅩⅢ勘探线为界，浅部以FB58断层为界，深部以F55断层为界。南北走向长度最长约为3214米，最短约为2778米，平均长度2996米。东西倾向长度最长为2419米，最短为932米，平均长度为2000米。
井田内可采煤层4层，分别为2、7、8、92号煤层。其中主采煤层为2号煤层，其余煤层作为后期储备资源。矿井设计只针对2号煤层。
煤层计算面积约为6.55Km2 煤层厚4.85m～5.12m，平均厚度约为5m。煤层平均容重1.6t/ m3。
二、工业指标
区内煤层储量计算采用的工业指标，参照现行《规范》，统一为： 最低可采厚度0.70m，最高可采灰份40％； 2.2井田储量 2.2.1矿井工业储量
根据矿井可采煤层面积、煤层平均容重、煤层厚度可计算矿井工业储量。
利用块段法计算,块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。
计算公式：Q ＝ A × M × D×10-4
其中：Q-------------工业储量（万吨） A-------------计算面积（m2） M-------------计算采用厚度（m） D-------------煤层平均容重（吨/m3）
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表2-2-1 块段储量统计变
块段编号 1号块段 2号块段 3号块段 4号块段 5号块段 6号块段 工业储量2189.857（万吨） 5
全矿井工业储量为5405.91万吨
2.2.2矿井设计储量
矿井设计储量等于矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；计算公式如下：
矿井设计储量＝工业储量－永久煤柱损失
永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；
永久煤柱的留设：本井田范围内无河流及其他构筑物，只需要计算境界和断层保护煤柱。
井田境界保护煤柱的留设：井田境界处保护煤柱均留设25m。
断层保护煤柱留设：边界断层处保护煤柱均留设30m，井田内部断层保护煤柱留设15m。
经计算边界断层永久煤柱损失为152.33万吨，井田内部断层永久煤柱损失68.76万吨，境界永久煤柱损失70.55万吨。永久煤柱损失共
所以，矿井设计储量=工业储量－永久煤柱损失 =5405.91-291.64 =5114.27万吨 2.2.3矿井设计可采储量
矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：
矿井设计可采储量＝（矿井设计储量－保护煤柱损矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：
矿井设计可采储量＝（矿井设计储量－保护煤柱损失）×采区回采率(回采率取0.8)
保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。 1.工业场地
19
794.1899 510.3312 1022.7774 468.7260 420.0225
按规范规定，年产90万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.5公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S＝1.5×9＝13.5公顷＝135000 m2。
工业广场占地面积为450×300m2,平面形状为矩形。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：
表2-2-2 工业广场保护煤柱设计参数表（邯邢地区）
煤层倾角 煤厚 松散层厚 （ °） （m） 16.5 5 （m） 70 φ β γ δ 埋深 （ °） （ °） （ °） （ °） （m） 45 70 70-k*α=61 70 319.5
其中：φ——表土层移动角；
γ——煤柱上山移动角；
δ——走向方向移动角；
β——煤柱下山移动角；
K——开采影响的传播系数 取0.6；
α—煤层倾角；
用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下图所示：
上图中，四边形ABCD的面积即工业场地煤柱的压煤面积，经计算可得，工业场地共压煤415.11万吨；但考虑实际情况，工业广场下煤柱可回收一半，所以工业场地煤柱损失为207.55万吨。 2.井下主要巷道保护煤柱
井下主要巷道为皮带大巷、轨道大巷和回风大巷，三条水平大巷之间设计间距为10m，巷道两侧各留40m保护煤柱，计算出井下主要巷道设计煤柱损失为301.1万吨。
矿井储量汇总表如下表2-2-2所示
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表2-2-3 设计可采储量汇总表
矿井设计储量（万吨） 开采水煤 层 名 工业 储量 万吨 断层 221.09 221.09 境 界 构 筑 物 其他 工业场地 井下 巷道 其他 永久性煤柱损失 设 计 储 量 设计煤柱损失 可采储量 矿井可采储量（万吨） 平 称 1 2 5405.91 70.55 70.55 0 0 5114.27 5114.27 207.55 207.55 0 0 3925.37 合计 2 5405.91 0 0 0 0 3925.37
第三章 矿井生产能力、服务年限及工作制度
3.1生产能力及服务年限
3.1.1确定依据
《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。
矿区规模可依据以下条件确定：
（1） 资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大。
（2） 开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）、交通（铁路、公路、水运）、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。
（3） 国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。
（4） 投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高。投资回收期短的
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应加大矿区规模，反之则缩小规模。
3.1.2 矿井生产能力及服务年限的确定
安阳新矿井田范围内煤层埋藏较浅，赋存条件稳定，顶底板稳定，属缓斜煤层，但井田范围内储量有限，断层较多，开采存在一定难度。煤质为中等易选的优质无烟煤，交通较为便利，综合考虑适宜建设中型矿井。年生产能力定为60万吨/年或90万吨/年
3.1.3 方案比较
方案一：矿井生产能力90万吨/年
Z矿井服务年限：T＝K
A?K式中：T—矿井设计服务年限，a；
ZK—矿井可采储量，Mt； A—矿井设计年产量，Mt/a；
K—储量备用系数，K＝1.3。
Z即得：T＝KA?K 3925.37 ＝
90?1.3
＝33.5<40a 不符合矿井服务年限的要求
方案二：矿井生产能力60万吨/年
Z矿井服务年限:T＝KA?K 3925.37＝
60?1.3 ＝50.3>40a 符合矿井服务年限要求
但考虑实际情况本矿井煤层厚度平均5m适宜综合机械化开采，产量不宜太低；且现有机械设备更新周期过快，设计开采时间可适当缩短，此外本井田范围内尚有其他可采煤层，可作为后备储量资源。
综上所述矿井生产能力定为60万吨/年，设计服务年限为33.5年。 3.2矿井工作制度
根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定本矿井年工作日数为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。
每昼夜净提升时间为16h。
第四章 井田开拓
4.1 概述
安阳新矿准备开采煤层为2号煤层，矿井瓦斯瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，
22
但不属于煤与瓦斯突出矿井,需建设单独的回风巷道。煤层平均倾角16°，煤层平均厚度5m，井田中央存在横贯井田南北的断层，断层落差为30m~70m，矿井开采时需要划分为2个水平开采 ：一水平-280m，二水平-500m（即两个阶段）；阶段采用采区式进行准备，每个每个阶段划分为2个走向长1200~1500米的采区。
本井田涌水量不大，打煤层倾角变化较大，所以决定第一阶段内采用上山开采；第二阶段采用上下山开采。所划分阶段主要参数如表4-1所示
阶段主要参数（表4-1）
划分阶段数目/个 2 区段区段区段备注 数目斜长采出/个 /m 煤量/Mt 5 220 1.86第一×2 阶段参数 1024.5 350 20.6517.5 8.83+1 5 213 2.06第二4 5×2 阶段参数 说明 水平采出煤量计算中把储量备用系数1.3所指的备用储量，一半划为地质损失，另一半则划为增产储量；该增产储量合并计入水平实际采出煤量中。采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、递减计算
鉴于矿井地质条件，提出以下三种: 1、立井两水平加暗斜井开拓 插图
2、斜井两水平加暗斜井开拓 插图
3、立井两水平加暗立井开拓 插图
4.2 开拓方案比较
方案1和方案3的区别仅在于第二水平是用暗斜井开拓还是延伸暗斜井开拓；但考虑实际地质情况：2号煤层下伏含水层中有奥陶系灰岩含水层和石炭系薄层灰岩含水层。2号煤层底板距奥灰顶界面为160m，采用立井延伸开拓会穿过奧灰水含水层，所以放弃3号方案取1号方案。
对1号方案和2号方案进行经济比较：两方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表4-2~4-6
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阶段斜水平水平服务年限 长/m 垂高实际水平 采区 /m 出煤量/Mt 892.55 300 18.6 16 8+1
建井工程量(表4-2) 初期 项目 主井井筒/m 副井井筒/m 风井井筒/m 井底车场/m 方案1 453 453 143 1000 项目 主斜井井筒/m 副斜井井筒/m 风井井筒/m 方案2 1015 1015 143 上下斜井车场300+500 /m 主石门/m 运输大巷/m 384 主石门/m 56.7 557+100+1213+100=1970 557+100+1213运输大巷/m +100=1970 后期 主暗斜井井筒/m 845 主暗斜井井筒845 /m 副暗斜井井筒/m 845 副暗斜井井筒845 /m 风井井筒/m 上下斜井车场/m 845 300+500 风井井筒/m 845 上下斜井车场300+500 /m 主石门/m 运输大巷/m 1700 主石门/m 运输大巷/m 278 1700
生产经营工程量（表4-3） 项目 运输提升/万t·km
方案1 工程量 项目 运输提升/万t·km 24
方案2 工程量
采区上山运输 一水平一区段 二区段 三区段 四区段 二水平一区段 二区段 三区段 四区段 1.2×372×4×0.22=392.832 1.2×372×3×0.22=294.624 1.2×372×2×0.22=194.416 1.2×372×1×0.22=98.208 1.2×413×4×0.213=422.25 1.2×413×3×0.213=316.69 1.2×413×2×0.213=211.12 1.2×413×1×0.213=105.56 采区上山运输 一水平一区段 1.2×372×4×0.22=392.832 二区段 三区段 四区段 二水平一区段 二区段 三区段 四区段 一水平 二水平 斜井加暗斜井提升 一水平 二水平 1.2×372×3×0.22=294.624 1.2×372×2×0.22=194.416 1.2×372×1×0.22=98.208 1.2×413×4×0.213=422.25 1.2×413×3×0.213=316.69 1.2×413×2×0.213=211.12 1.2×413×1×0.213=105.56 大巷及石门运输 一水平 1.2×1860×1.215=2711.88 1.2×1860×0.888=1982.01 1.2×2065.4×1.109=2748.63 二水平 1.2×2065.4×0.831=2059.62 立井加暗斜井提 升 一水平 1.2×1860×0.453=1011.1 1.2×1860×1.015=2230.985 1.2×2065.4×（1+1.015）=4994.14 二水平 1.2×2065.4×1=2478.48(斜井提升) 1.2×2065.4×0.453=1122.75（立井提升） 维 护 采区上山维护
维 护 采区上山维护25
/(万m·a) 一水平 1.2×2×2×892.5×61.9×10-4=26.5 /(万m·a) 一水平 1.2×2×2×892.5×61.9×10-4=26.5 二水平 1.2×2×2×1024.5×61.9×10-4=30.4 二水平 1.2×2×2×1024.5×61.9×10-4=30.4 排水/万m 3 一水平 二水平 66.8×24×365×16×10-4=936.27 66.8×24×365×17.5×10-4=1024.04 排水/万m 3 一水平 66.8×24×365×16×10-4=936.27 二水平 66.8×24×365×17.5×10-4=1024.04
基建费用表（4-4）
方案 项目 初 期 后 期 方案1 工程量 单价 /m /元·m-1 主井井筒 453 15000 方案2 费用 工程量 /万元 /m 679.5 1015 单价 费用 /元·m-1 /万元 5250 532.875 副井井筒 453 风井井筒 143 井底车场 1000 主石门 小计 384 运输大巷 1970 15000 15000 4500 4000 4000 5250 679.5 1015 214.5 143 450 788 153.6 56.7 1970 2965. 1 443.6 845 5750 15000 4000 4000 5250 583.625 214.5 360 22.68 788 2501.8 443.6 300+500 4500 主斜井井845 筒 副斜井井845 筒 5750 485.9 845 5750 485.9 26
共计
风井井筒 845 井底车场 300+500 主石门 运输大巷 1700 小计 5250 4500 4000 5378.2 443.6 845 360 680 2413.1 5250 443.6 360 111.2 680 2524.3 300+500 4500 278 1700 4000 4000 5007.9 项目 一水平一区段 二区段 三区段 四区段 二水平一区段 二区段 运输提升 三区段 四区段 小计 一水平 大巷及石门 二水平 小计 井筒提升 一水平 采区上山 生产经营费（表4-5） 方案1 方案2 工程量 单价/ 工程量 单价/费用/万/万元·（t/万元·（t元 t·km-1 ·km）-1 t·km-1 ·km）-1 392.83392.832 2.540 997.793 2.540 2 294.62294.624 3.260 960.474 3.260 4 194.41194.416 3.795 737.809 3.795 6 98.208 4.160 408.545 98.208 4.160 1072.51422.25422.250 2.540 2.540 5 0 1032.40316.69316.690 3.260 3.260 9 0 211.12211.120 3.795 801.200 3.795 0 105.56105.560 4.160 439.130 4.160 0 6449.87 6 2711.885315.281982.01.960 1.960 0 5 10 2059.623923.572748.61.905 1.905 0 6 30 9238.86 1 4928.922230.9966.456 5.100 3.200 6 85 费用/万元 997.793 960.474 737.809 408.545 1072.515 1032.409 801.200 439.130 6449.876 3884.740 5236.140 9120.880 7139.152 27
二水平 （立井提升）5.100 1073.182 （斜井提升）2.400 2478.48 11674.377 4994.140 11985.936 2.400 小计 运提费合计 一水平 维护采区上山费 二水平 小计 一水平 排水费 二水平 小计 合计 项目 方案 16830.987 32519.724 19125.088 34695.844 26.5万m/a 30.4万m/a 35元/26.5万927.500 （a·m） m/a 35元/1064.0030.4万（a·m） 0 m/a 1991.50 0 936.27936.270 0.635 594.531 0 1024.041024.00.315 322.573 0 40 917.104 35428.3 28 35元/927.500 （a·m） 35元/1064.00（a·m） 0 1991.50 0 0.375 0.315 351.101 322.573 673.674 37361.018 初期建井费 基建工程费 生产经营费 总费用
上述经济比较中需要说明以下几点：
（1）两方案的各采区布置因地质条件的限制，在划分与开采方式上是相同的，故各采区的上下山开拓费用及采区上部、中部、下部车场数目未对比计算。 （2）在初期投资上方案2相比方案1要节省费用（相差超过10%），但斜井开拓会导致大量压煤，比较中并未对因此造成损失经行计算，方案选取时因予以考虑。 （3）井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及回风巷等均布置在坚硬的岩层中，维护费用很小，故比较中未对比其维护费用的差别。
由对比结果可知，方案2的初期投资费用低于方案1（相差超过10%），但方案1的总费用远小于方案2（两者相差亦接近10%），且该矿井2号煤储量有限，方案2会造成大量的压煤损失。所以，综合考虑井田开拓采用1号方案：立井两水平
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费用汇总表（4-6） 方案1 方案2 费用/万元 百分率/％ 费用/万元 百分率/％ 2965.1 118 2501.8 100 5378.2 107 5026.1 100 35175.531 100 37361.018 106.9 43518.831 100 47413.218 108.9
加暗斜井开拓。
4.3 井筒位置的确定及井筒特征 4.3.1井筒位置的确定
井筒的确定原则：
（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于于底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；
（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶层，首采区少迁村或者不迁村； （3）井田两翼储量基本平衡；
（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；
（5）工业场地应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁； （6）工业场地宜少占耕地，少压煤；
（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。
因为井田西北大部均在洪水位线之下，并考虑有利于第一水平开采和避开断层减少压煤，将主、副井筒位置定于井田中央偏西南500米。通风采用中央边界式，回风井布置在井田上部边界的中部。 4.3.2井筒特征 4.3.2.1井筒断面 1、主井
主井主要用于提煤，井筒直径5.0米，采用1对9t（JDS9/110×4）提煤箕斗，井筒采用混凝土支护，井筒壁厚400mm。主井井筒断面布置如下：
2、副井
副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径5米，采用混凝土支护，井筒壁厚400mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼(GDG1/6/2/2K)。井筒内还设有玻璃钢梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。井筒断面布置如下：
3、风井
风井主要用于回风或兼作矿井安全出口。配备有玻璃钢梯子间及管路、电缆等。采用混凝土砌碹壁，井筒直径5.0米，井壁厚度400mm。风井断面图如下：
4.3.2.2井筒深度
井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。 井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设≥4m井底水窝。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下20-30m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表4-7所示：
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表4-7 井筒特征表
井筒名称 主 井 副 井 风 井 X（m） 井口 标高 Y（m） Z（m） ＋163 ＋163 ＋163 用 途 提煤、回风 升降人员、下放物料、 设备以及进风 回风 提升设备 井筒倾角（°） 断面形状 支护方式 井壁厚度（mm） 提升方位角（°） 井筒深度 净（m） 断面积 掘（m） 22一对9 吨箕斗 90 圆形 混凝土 400 90 433+20 19.625 26.407 双层单车罐笼 90 圆形 混凝土 400 90 433+20 19.625 26.407 —— 90 圆形 混凝土 400 90 143 19.625 26.407
4.3 井底车场
4.3.1井底车场形式的确定
井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。
井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场
30
应便于管理和安全操车。根据本矿条件选用立井刀式环行井底车场。
井底车场设计示意图如图4-3-1：
4.3.2线路总平面布置
4.3.2.1井筒相互位置的确定 本矿井地面平坦，井筒位置不受地形因素影响。主、副井中心坐标分别为（）、（），两井筒垂直于存车现方向距离H为35m，平行于存车线方向距离L为20m。 如图4-3-2所示
1-主井中心线；2-副井中心线；3副井储车线
图 4-3-2 井筒相互位置图 两井筒中心点间的直线距离C为：C=(Xb?Xa)2?(Yb?Ya)2=40.3
2、井底车场各存车线长度的确定 4.3.2.2线路概述：
井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。
行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。 副井马头门线路也用于行车线。
31
除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。
井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空、重车线长度。
根据《设计手册》相关规定：辅助运输采用固定矿车列车时： 1)大型矿井副井进、出车线有效长度应各容纳1.0-1.5列车
2)中、小型矿井副井进、出车线有效长度，提升部分煤炭时，应各容纳1.0-1.5列车；不提升煤炭时，应各容纳0.5-1.0列车。
3)副井材料车线：大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料（设备）车或1.0列材料（设备）车。中、小型矿井材料车线有效长度应容纳5-15辆材料（设备）车。
4)调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。 4.3.2.3相关计算：
（1）副井空、重车线长度：
L?mnLk?NLj?Lf
式中：L—副井空、重车线有效长度，m； m—列车数目，列，取1.0列； N—每列车的矿车数，辆，取22辆； Lk —每辆矿车带缓冲器的长度，mm，2100mm； N—机车数，台，1台；
Lj—每台机车的长度，mm，4490mm； Lf—附加长度，一般取10m；
副井辅助运输采用1t固定矿车，型号为MG－1.1－6A，外形尺寸2000×880×1150mm，自重618kg。矿车缓冲器长度100mm。电机车选用XK8－6/140KBT,外形尺寸4490×1044×1600 mm。
L?mnLk?NLj?Lf=1×22×2100＋1×4490＋10000
＝60690mm，取L＝62m；
（2）材料车线有效长度
L?ncLc
式中：L—材料车险长度，m； nc—材料车数,辆；15辆；
Lc—每辆材料车带缓冲器长度，mm，2100mm；
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本矿井选用1t材料车，型号为MC1－6B，外形尺寸2000×880×1150mm。 L?ncLc＝15×2100＝31500mm 取L＝32m （3）马头门线路有效长度
马头门线路马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下所示：
图4-3-3马头门线路布置
马头门线路Lo可有下式进行计算确定：
Lo?a?2b?c?d?e?f?e'?g?h?i?Ls?Ln
式中：L0—马头门线长度，m；
Ls—马头门重车线长度，m； Ln—马头门空车线长度，m；
a—从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，取2.0m； b—基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号。本对称道岔选型为DC618-4-12，b＝3.318m；
c—对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取两辆矿车长，4.2m；
d—单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离。一般取2.0～3.0m，取2.0m； e、 e′—摇台的摇臂长度。600mm轨距摇臂长度;e＝2.3m，e′＝2.8m； f—罐笼长度，取4.0m；
g—出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，取3.0m；
h—缓和线长度，取2.0m；
i—基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，从《窄轨道岔线路连接手册》中查得i＝6.0m;
计算得：L0＝34.736m ，取L0=35m
（4)道岔及弯道的连接尺寸计算： 1）曲线线路
曲线线路亦称弯道，在矿井轨道线路中，所采用的曲线都是圆曲线。在线路
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连接计算中，曲线半径R是一个主要的参数。
600mm轨距的电机车运行线路，其R不小于12米，一般取15—20米。在本设计中，1吨系列矿车采用15米。
在井底车场施工图中，曲线线路由下列参数确定：
曲线半径R及曲线线路的转角δ，曲线的切线长度T和曲线的长度K。
本设计中① R＝15000mm，δ＝45°，T＝6213mm，K＝11780mm； ② R＝15000mm，δ＝53°，T＝7478mm，K＝13874mm； ③ R＝15000mm，δ＝90°，T＝15000mm，K＝23560mm；
图4-3-4 弯道线路连接
δ2）道岔
矿井窄轨道岔是线路连接系统中的基本元件，其作用是使车辆由一条线路驶向另一条线路。
根据所确定的车场形式、线路布置方式以及运行的车辆类型，选择钢轨型号为30kg/m，轨距600mm，弯道曲率半径15m，单开5号道岔；对称3号道岔；渡线4号道岔。
表道岔一览表 项 目 名 称 α a b L T (mm) V速度 （m/s） （mm） （mm） （mm） 34
ZDK630-5-15 ZDX630-5-1514 ZDC630-3-15
11018’36” 11018’36” 18026’06” 3967 3472 2077 4333 3328 2723 8300 12063 4800 1400 ≦3.5 ≦3.5 ≦3.5 ① 单开道岔平行线路的连接计算 己知：道岔
ZDK630-5-15，a＝3967，b＝4333，α＝1118’36”，R＝15000mm，S＝1100mm； 求：L，c，n, D
查表得：L＝13222mm，c＝2922mm，n＝6250mm，D＝13075mm。
基 本轨起点0
图4-3-5 单开道岔平行线路的连接
② 单开道岔非平行线路连接计算
己知：ZDK630-5-15，a＝3967，b＝4333，α＝11018’36”，R＝15000mm，S＝1100mm； δ＝45°；
求：m，n，H, T
查表得：m＝8861mm，n＝6719mm，H＝4751mm，T＝4125mm，Kp＝8050mm。
基本轨起点αβδα 35
图3-4-5 单开道岔非平行线路连接
③ 渡线道岔连接计算
已知：ZDX630-5-1514，a＝3472 mm，b＝3328 mm，α＝11018’36”， S＝1100mm。T=1400mm
求：L0，L，D，C
查表知：L0＝5119mm，L＝12063mm，D＝10526mm，C＝481mm。
基本轨起点基本轨起点
图3-4-6 渡线道岔连接计算
④ 对称道岔连接计算
已知：ZDC630-3-15，a＝2077mm，b＝2723mm，α＝18026’06”，R＝15000mm，S＝1600mm。 ZDC630-3-15
求：C，n，L，D
查表知：C＝864 mm，n＝3625mm，L＝8118mm，D＝6683mm。
18026’06” 2077 2723 4800 36
基本轨起点
图3-4-7 对称道岔连接计算
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